通过优化配料工艺、创新炉料结构，探索装料制度、成功应用多环布料，研究高铝渣的性能、掌握高铝矿冶炼技术，成功实施高风温、高顶压、高煤比、低硅冶炼等技术，在炉料品位降低，焦炭质量犬幅度降低的情况下，取得了较好的经济效益。 　　在选择经济矿冶炼的同时，必须面对经济矿带来的一些不利因素，其中矿石中的Al2O3高，就是一个突出问题。 　　一般认为炉渣中Al2O3在14％以内，属于低铝炉渣，适宜冶炼；14％～16％属于中铝炉渣，冶炼有一定难度；Al2O3超过16％，就可以称为高铝炉渣，冶炼就相当困难。许多企业甚至认为，高于17％以后，基本无法正常冶炼。 　　通过对高铝炉渣性能的深入研究，基本掌握了高铝渣的冶炼技术。日钢炉渣中的Al2O3含量较低也在15.5％以上，较高平均达到18％以上，属于高铝炉渣冶炼。 　　Al2O3超过16％以上，炉渣的熔化温度就会急剧上升到1500oC以上，炉渣的黏度会增加。炉渣黏度过大，炉渣黏稠，就会造成高炉滴落带内的阻损很大，致使炉料下降和煤气上升困难。在炉缸表现为渣铁难于分离，渣铁滞留量增大，炉缸堆积；在炉外表现为渣铁结壳，流动性能差，炉前组织困难；较后，高炉受风能力越来越差，导致高炉失常。 　　针对高铝炉渣黏度高、熔化温度高的问题，对高铝矿冶炼时的造渣制度和热制度作重新调整，确定造渣制度要以二元碱度为主要调节手段，三元碱度作为参考，四元碱度为中心的总方针，并且提出镁铝比(MgO／Al2O3，)的概念。通过酸碱料调节二元碱度，参考炉渣中Al2O3含量，通过调整烧结矿中的MgO，控制炉渣中MgO的含量，随Al2O3含量变化，控制镁铝比，较后使炉渣四无碱度控制在0.95～1.0左右。 　　热制度以控制铁水显热为依据，日常调剂以控制铁中含硅量为手段，保证铁水物理温度≥l480oC，较终达到提高炉渣热焓，降低炉渣黏度，提高炉渣流动性的日的，有效地改善了炉缸的工作状态，改善了高炉顺行，取得了较好效果。 　　低硅冶炼是一项综合技术。由于日钢的原、燃料条件逐步转差，低硅冶炼不能依靠改善焦炭质量，提高入炉品位等“精料”手段来实现。对于面临的困难，炼铁技术人员，进行了充分的分析研究，并由铁前部牵头组织，针对烧结、球团、炼铁三个系统每旬定期召开攻关会议，强调低硅冶炼对炼铁、炼钢的重要意义，同时强调降硅要从系统内部着手，要完全通过提高操作水平来保障低硅冶炼的实现。 　　烧结厂主要工作是：稳定成分、提高强度、改善粒级、降低亚铁等。 　　炼铁厂主要措施是：稳定操作、活跃炉缸、提高渣碱度、降低硅偏差等.通过改进操作，日钢高炉的平均硅含量降低到0．37％，实现了低硅冶炼。 　　低硅冶炼是多环布料技术、合理渣相选择，高顶压、高风温等技术成功应用后的一个具体体现，是炼铁系统进步后的必然。

硅钙合金是由元素硅、钙和铁组成的复合合金，是一种较为理想的复合脱氧剂、脱硫剂。被广泛应用于优质钢、低碳钢、不锈钢等钢种和镍基合金、钛基合金等特殊合金的生产当中；并适合作转炉练钢车间用的增温剂；还可以作铸铁的孕育剂和球墨铸铁生产中的添加剂。 　　用途：钙和硅与氧都有很强的亲和力。特别是钙，不仅与氧有极强的亲和力，而且与硫、氮都有很强的亲和力。所以硅钙合金是一种较理想的复合胶氧剂、脱硫剂。硅合金不仅脱氧能力强，脱氧产物易于上浮，易于排出，而且还能改善钢的性能，提高钢的塑性、冲击韧性和流动性。目前硅钙合金可以代替铝进行终脱氧。被应用于优质钢。特殊钢和特殊合金生产中。例如钢轨钢、低碳钢、不锈钢等钢种和镍基合金、钛基合金等特殊合金,均可用硅钙合金作脱氧剂。硅钙合金也适合作转炉练钢车间用的增温剂，硅钙合金还可用作铸铁的孕育剂和球墨铸铁生产中的添加剂。硅钙合金牌号及化学成份 　　牌号 化学成份% 　　Ca Si C Al P S 　　≥ ≤ 　　Ca31Si60 31 55－65 1.0 2.4 0.04 0.05 　　Ca28Si60 28 55－65 1.0 2.4 0.04 0.05 　　Ca24Si60 24 55－65 1.0 2.5 0.04 0.04 　　Ca20Si55 20 50－60 1.0 2.5 0.04 0.04 　　Ca16Si55 16 50－60 1.0 2.5 0.04 0.04 　　产地 　　主要产地有内蒙、陕西、山西等省。

硅钙板又称石膏复合板，是一种多孔材料，具有良好的隔音、隔热性能，在室内空气潮湿的情况下能吸引空气中水分子、空气干燥时，又能释放水分子，可以适当调节室内干、湿度、增加舒适感。石膏制品又是特级防火材料，在火焰中能产生吸热反应，同时，释放出水分子阻止火势蔓延，而且不会分解产生任何有毒的、侵蚀性的、令人窒息的气体，也不会产生任何助燃物或烟气。硅钙板主要由石膏组成,由硅质材料（硅藻土、膨润土、石英粉等）、钙质材料、增强纤维等作为主要原料，经过制浆、成坯、蒸养、表面砂光等工序而制成的轻质板材。简介：硅钙板吊顶主要优点是质轻、防水、吸声，施工简单。一、材料要求高强硅钙板（600X600X15）、3m长ψ8镀锌吊杆，16X22“T”型铝合金次龙骨、16X28“T”型铝合金主龙骨、12X18“L”形铝合金边龙骨二、主要机具电锯、无齿锯、手电锯、冲击电锤、电动螺丝刀、手刨、钳子、扳手、水准仪、靠尺、钢卷尺三、施工条件和相关环境墙身四周弹好吊顶的+50cm水平标高控制线，并核查完毕。安装完顶棚内的各种管线及通风道，确定好灯位、通风口及各种露明孔口位置。并核对吊顶高度与其内设备标高是否影响。检查所用的材料和配件是否准备齐全。在上龙骨之前必须完成墙面地面的湿作业项目。搭设好顶棚施工的操作平台架子。硅钙板龙骨吊顶在大面积施工前，应做样板间，对顶棚的起拱度、灯槽、通风口的构造处理，分块及固定方法等应经试装并经鉴定后可大面积施工。四、施工工艺弹标高水平线、划龙骨分档线-固定吊挂件-安装边龙骨-安装主龙骨-安装次龙骨-罩面板安装

铜合金电渣重熔工艺，其特征在于，电渣重熔时选用如下重量百分浓度渣系之一：(1)二元渣CaF270-80％、Na3AlF620-30％，(2)二元渣CaF2 70-85％、MgF215-30％，(3)二元渣CaF270-80％、NaF20-30％，(4) 三元渣CaF260-80％、MgF215-30％、CaO2-10％，(5)稀土三元渣CaF2 46-54％、Al2O316-24％、CeO26-34％，(6)五元渣CaF258-62％、 CaO8-12％、Al2O38-12％、SiO28-12％、MgO8-12％，渣料在重熔前充分干燥。

今日硅钙板价格各地区小幅下调，成交价格混乱，与报价仍有差距。据我的钢铁分析员了解，陕西地区Ca28Si55出厂含税价格在10200-11000元/吨，Ca30Si55价格在10500-11500元/吨；山西地区Ca28Si55价格在10500-11000元/吨，Ca30Si55价格在11000-11500元/吨，内蒙地区Ca28Si55价格在9600-13000元/吨，Ca30Si55价格在10000-13200元/吨，宁夏地区Ca28Si55含税到港价格在11200元/吨左右，Ca30Si55含税到港价格在11500元/吨左右。出口价格在出厂含税价上再加600-800元/吨左右。据我的钢铁网向国内各地生产企业了解，今日各地硅钙报价稍有下调，此次硅钙价格的变动主要是受国外采购厂家增多影响，前期价格稍稳，今日国外厂家采购基本告一段落，价格稍有回落。不少生产企业预计，后期即使硅钙出口关税增加20％，但是相对其它国家而言，中国硅钙的出口价格依然存在优势，所以邻国需要采购还是首先会考虑中国。关税通知的事实对硅钙国外采购实际的影响应该不会很大，主要还是受全球金融危机、钢材市场不景气的的影响较大。据了解，节内硅钙成交比较清淡，出口方面需求也有减少。虽然节日期间运输不便造成部分影响，但主要原因还是国内外市场不景气。目前需求企业为了将成本降到最低，都按每月需求量采购硅钙。由于需求的减少，只有部分企业依靠老客户在维持生计，大部分企业都遇到了出货难的问题，资金难以周转。许多厂家选择了停产检修、待销等手段来减少损失。其中内蒙地区的停产，减产厂家居多，其次是山西地区和陕西地区。有生产厂家表示：虽然现在市场上有消息宣称，8月中旬国内钢厂可能有一波硅钙采购，可以缓解眼下的压力。但是目前全球经济都处在一个非常时期，不能用以往的常理来推断。而且现在国内硅钙板价格生产企业拥有大量库存，即使中旬开始采购，不少厂家会选择积极出货，给采购商更多的选择空间，形势也不会太乐观。 

性能指标 AM-70 AM-85 AM-92 中档AL2O3% 71-77 81-86 88-92 52-60MgO% 22-27 13-17 7-11 37-47SiO2% ≤0.3 ≤0.3 ＜0.25 ＜2.5CaO% ≤0.4 ≤0.3 ＜0.2 TiO2＜3Na2O% ≤0.3 ≤0.4 ＜ —Fe2O3% ≤0.3 ≤0.3 ＜0.3 ＜2体积密度 ≥3.35 ≥3.40 ≥3.45　　　　 —真密度 ≥3.35 ≥3.53 ≥3.56 —显气孔率 ＜3.5 ＜4.0 ＜5.0 —矿物相组成 尖晶石 尖晶石、微量刚玉a 尖晶石、刚玉 尖晶石、方镶石粒度 8-5MM 5-3MM 3-1MM 1-0MM细粉 180F 200F 240F 325F

该技术适用于高碳酸盐低硅含量磷矿石，是在弱酸性介质下抑制磷矿物，然后用选择性强的捕收剂浮出碳酸盐矿物。该工艺简单、碳酸盐分离效率高、实现了常温和低温浮选。         该工艺对碳酸盐的脱出率一般可达80％以上，可以将磷精矿的 MgO降到 1％以下。浮选精矿P2O5品位和原矿硅酸盐的含量有关，原矿中硅酸盐越低，精矿P2O5品位可以很高，反之精矿P2O5品位就不易提高，精矿P2O5回收率一般可达80％以上。 于1995年投产的国内最大的磷矿浮选厂一贵州省瓮福磷矿就是应用了连云港院开发的“单一碳酸盐浮选”工艺。

公元前2世纪我国就开端从含硫酸铜的矿坑水顶用铁置换法收回铜，至宋代，浸出法产铜即已占全国铜产值的15%～20%。1968年美国亚利桑那州然伽施(Ranches)创始了溶剂萃取铜的先河，掀开了铜工业新的一页，产生了现代铜湿法冶金工业。迄今为止，现代湿法炼铜已成为一个独立的工业系统，其发展速度远高于全体铜工业的发展速度，首要是从低档次矿，如氧化矿、剥离的表外矿、浮选尾矿中收回铜，而这些物料正是火法冶炼难以运用的质料。跟着铜资源的逐渐贫化和铜湿法冶金技能水平的进步，铜湿法冶金的质料也在不断改变和扩展。硫酸是湿法炼铜中运用最多、最广的有用浸出剂，能浸出酸性和低碱性铜矿石中的铜，关于碱性脉石含量高的铜矿石则不适用。一方面因高酸耗导致出产本钱高，另一方面，反响生成的硫酸钙会粘附在矿石表面下降反响速率，延伸铜浸出周期，乃至阻挠铜的浸出。－铵盐浸出系统是湿法冶金中一个重要的浸出介质系统。国外如美国安纳康达(Anaconda)铜业公司和智利埃斯康迪达(Escondida)矿山针对硫化铜精矿运用－铵盐浸出介质进行了半工业和工业实验。云南东川矿务局和北京矿冶研讨总院对汤丹铜矿进行了十多年的研讨，进行了工业实验。 针对高碱性低档次氧化铜矿提铜的难题，介绍了－铵盐系统高碱性脉石低档次氧化铜矿提铜工业实验研讨成果，并进行了工艺及经济分析，成果表明浸－萃取－电积工艺是可行的，阴极铜质量可达99.99%。 一、矿石性质 矿石为土状氧化铜矿石，粉矿占90%以上，块矿风化严峻、易碎。矿石呈棕黄色，用水洗刷后有清晰可见的蓝色孔雀石颗粒。矿石多元素分析和铜物相分析成果别离见表1和表2。 表1  矿石多元素化学分析成果  %注：Au，Ag含量单位为g/t。 表2  矿石的铜物相分析成果    %从表1可见，该矿石含氧化钙高达33.78%，氧化钙与氧化镁总量达34.94%，属高碱性矿石。该矿石含银较高能够收回运用。此外，该矿石还含必定量的。 从表2可见，氧化铜矿藏中的铜到达97.12%，矿石类型属高氧化率的氧化铜矿石，其间自在氧化铜占到73. 44%。 二、氧化铜矿浸的理论分析与工艺流程的断定 －铵盐系统是重要的湿法冶金浸出系统，铜、钴、镍等金属离子能够构成安稳的配位化合物而溶解在－铵盐溶液中。因为铜离子在溶液中构成安稳的配位化合物Cu(NH3)n2+(n=1～4)，因而溶解度很大。溶液中参加硫酸铵或碳酸氢铵等铵盐，能够缓冲溶液的pH值，阻挠铜的水解反响。孔雀石和氧化铜等碱式碳酸盐矿藏中的铜经过生成合作物溶解于性溶液，反响方程式如下：氧化铜矿石中的铜和浸出介质－铵盐触摸，构成可溶性铜络离子进入到溶液中，完结铜的溶解浸出。运用溶剂萃取技能，把溶液系统中的铜与杂质别离并进行富集，送到电积系统电积即可得到含铜99. 99%以上的阴极铜。工艺流程如图1所示。图1  工艺流程 三、工业实验成果 （一）原矿及破碎 原矿以土状粉末矿为主，含少数风蚀严峻的块状矿。矿石经两次筛分，两次破碎，确保进入球磨的矿石粒度小于2mm。矿石第一次筛分选用振动筛，筛上大于100mm的块矿进入颚式破碎机，接着进入双辊破碎机，出料进入球磨机储矿仓；第一次筛分筛下矿石进入5 mm振动筛，筛下产品直接进入球磨机储矿仓，大于5 mm的进入双辊破碎机破碎。破碎系统出料粒度100%到达-2 mm，到达了规划要求。工业实验工作中，因为粉矿量占有份额高，破碎系统处于间歇作业状况，削减了能耗、下降了碎矿本钱。 （二）磨矿进程 矿浆浓度和磨矿细度直接联系到磨矿质量及磨矿本钱，一起影响后续的浸出质量。就磨矿本钱而言，磨矿时刻短，单位处理才干高，单位矿石能耗低，球磨机运用率高，单位磨损小；对浸出而言，矿石粒度越细，有用矿藏暴露程度越高，与浸出介质触摸几率和触摸面积添加，浸出速率进步，缩短浸出时刻。矿浆浓度是影响处理量的首要要素，矿浆浓度高，添加磨矿时刻才干取得很好的磨矿细度；矿浆浓度低，处理量小，下降拌和浸出设备功率。工业实验工作中磨矿矿浆浓度、处理量和粒径散布状况见表3。 表3  矿浆浓度、处理量及粒径典型散布状况 经过一段时刻工业实验工作，断定磨矿目标为矿浆浓度34%～36%，磨矿细度-200目占85%，处理量75～80t/d。 （三）拌和浸出 拌和浸出相关于堆浸、渗滤浸出是一种强化浸出，浸出时刻短，浸出率高。影响拌和浸出进程的要素有化学反响溶解速率、浸出剂的浓度和用量、液固比、浸出温度、矿石粒度、拌和强度和浸出时刻等。工业实验中，拌和时刻2.5 h和3.0h对应的浸出率不同不大，浸出率只进步4～5个百分点，考虑到设备处理才干最终将拌和时刻断定为2.5 h。拌和桶规格为φ2500mm×2500mm。拌和输入功率为0.4kW／m3。操作为间歇作业。浸出终了时，浸出液含铜达6～7 g/L，浸出渣含铜0.5%～0.6%，浸出率达70%以上。 （四）药剂参加办法 浸出剂的浓度和用量是影响浸出速率的首要要素之一。浸出速率随浸出剂初始浓度添加而加速。－铵盐溶解铜矿石中的铜具有选择性，除孔雀石、结合氧化铜外，能溶解一切氧化铜矿藏中的自在氧化铜。的浓度到达必定的数值后，添加浓度对进步铜浸出率影响不大，而的蒸发和耗费却添加。碳酸氢铵在浸出进程中首要作用是调理pH，坚持必定的性环境。 1、碳酸氢铵的添加 工业实验中，药剂的添加分为两个阶段。刚开端的实验阶段，碳酸氢铵的参加量较大，参加量为180～190kg/t，溶液中的浓度为1.02mol/L。实践中发现碳酸氢铵的溶解缓慢，且因为密度小简略漂浮在液面，延迟了反响进行的时刻，为进步拌和桶的运用率，碳酸氢铵和矿浆一起参加，即当拌和桶中矿浆量到达0.5 m深，拌和能正常工作（即矿浆淹过拌和桨叶）时，开端参加碳酸氢铵。参加速度为10～12 kg/min，确保矿浆加满时所需碳酸氢铵的量也加足加完。 经过半个月的工业实验工作，液体中NH4+离子浓度逐渐添加，碳酸氢铵的用量逐渐削减，当溶液系统中NH4+离子浓度为1.9 moI/L时不再添加。 2、的添加 常温常压下具有强蒸发性和刺激性，对贮存运送、装卸和运用条件要求高。浸进程必须在密封状况下进行，削减耗的一起到达清洁出产的意图。的参加量和参加速度是影响浸出作用的首要要素。工业实验中，为取得最佳的浸出速率和浸出率，把加的管口刺进矿浆液面下1.5m，加时刻为30～45min。这样削减了的蒸发逸出和复溶，能及时和矿藏触摸并反响。的参加量按铜的理论量的倍数核算，参加太多会导致残留浓度高，蒸发丢失大，操作环境恶劣；参加缺乏会使浸出尾渣含铜高，导致金属收回率低。工业实验初期参加药剂按小试实验数据参加，经过一段时刻工作后按工业实验数据参加。出产中药剂添加量与铜浸出率联系见表4。 表4  药剂添加量与铜浸出率联系 （五）固液别离 固液别离在浸出－萃取－电积提铜工艺流程中是一个重要的工序。浸出液中固体含量对后续的萃取作业损害极大，会添加萃取进程絮凝物的量，添加萃取剂和火油的耗费，夹藏恶化电解液质量，引发一系列连锁问题，严峻时可导致停产。 1、原规划状况。原规划是选用水平带式真空过滤机进行固液别离。用矿浆泵将浸出矿浆泵送到中间储液箱中，自流到水平真空带式过滤机进行过滤。为避免少数混浊液夹藏，过滤上清液进入150m3容积的沉砂池进一步天然沉降别离，进入萃取系统前再经过两个容积达600m3的弄清池弄清。因为溶液系统含泥质混浊物高，水平真空带式过滤机出来的滤液达不到要求，对固液别离进行了改造。 2、改造状况。依据浸出矿浆天然沉降速度快的特色，添加容积为30m3的稠密箱2个和过滤面积为100m2的板框压滤机2台。浸出矿浆泵送入串连的两个稠密箱中开始沉降别离，底流排放至调浆洗刷槽，加萃余液调浆洗刷，用泵输送到板框压滤机过滤，滤液进入沉砂池，渣送至渣场堆存。稠密箱出来的上清液流入沉砂池、集液池等进一步弄清后供萃取车间进行铜的萃取。添加稠密箱后底流也能用水平真空带式过滤机过滤，完成了过滤和洗刷一起进行的规划初衷，缓解了板框压滤机的处理量。经改造后沉砂池出液含泥量为(5～10)×10－6，满意了萃取的要求。 （六）萃取－电积 性溶液中铜的别离提取以往选用蒸工艺得到中间产品－铜氧化物，得到金属铜还需要进入冶炼工序。本办法直接选用萃取－电积得到高纯金属铜产品。与硫酸浸出的萃取－电积工艺比较，受的运用条件约束，性溶液萃取－电积运用相对较少，特效萃取剂品种也少。从性溶液中萃取铜常用的萃取剂有科宁集团(Cognis Group)的LIX系列和特(Cytec)公司的Acorga系列萃取剂。它们都是螯合萃取剂。本工业实验运用LIX系列中的LIX 84－1萃取剂，它是由不溶于水的2－羟基－5－壬基乙酰酮肟与高闪点火油按必定的份额组成的混合物。 萃取工艺为2级萃取，1级洗刷，1级反萃；萃取比较1∶1(O/A)，反萃比较2∶1(O/A)。稀硫酸洗刷液比较2∶1( O/A)。工业实验中料液含铜在2～2.5g/L，萃余液含铜0.1～0.2 g/L。萃取有机相为3%～5% LIX84-1+灯用火油（体积百分数）。洗刷液的酸度控制在pH=1～1.5之间，洗刷液定时排放，以确保洗刷液不会形成铵根离子的富集。 电积电流密度为150～200A／(m2·h)，槽电压为1.8～2.1V，电解液的循环速率为50L／(m2·h)；同名极距离为80mm。电积周期7～8d，出产的电积铜产品Cu≥99.99%，到达高纯阴极铜产品质量标准。 四、经济分析 经过工业实验出产，出产目标单耗和直接本钱与惯例酸浸直接本钱比较状况见表5。 表5  出产目标单耗及直接出产本钱状况注：酸浸目标采纳其他供应商数据。 从表5可见，该类型矿石直接出产本钱浸低于酸浸。选用液本钱还会下降。市售中的含量只要25%，运送1t要额定地运送3t水，这是一笔不小的费用；别的，因为蒸发性强，在装卸、运送及运用中损耗大。球磨、拌和浸出、固液别离所用设备能耗大，相对惯例酸浸是额定的本钱开销。碱性脉石的酸耗很大，矿石酸耗经实验研讨都在40t/t以上。工业实验时期，一级阴极铜的商场现货价远远大于60 000元／t，因而高碱性低档次氧化铜矿的浸－萃取－电积提铜工艺的经济效益是明显的，具有很好的商场竞争力。 五、定论 实验成果表明，选用浸－萃取－电积工艺处理高碱性氧化铜矿是可行的，具有明显的经济效益，是低档次氧化铜矿湿法冶金技能的必要弥补。浸在常温常压下进行，工艺流程简略、易工业化。浸进程中，矿石中的杂质如Mg，Al，Fe，Si，Ca，Mn等均不进入浸出液，然后简化了净液进程，有利于进步阴极铜的质量。选用LIX84－1从含铜的性溶液中萃取铜，在萃取级数的装备上选用2级萃取、1级洗刷、1级反萃，经过洗刷段能够充沛洗去有机相夹藏和共萃的，确保了阴极铜的质量，产品到达高纯阴极铜质量标准。

硅钙板是什么?硅钙板又称石膏复合板，是一种多孔材料，具有良好的隔音、隔热性能，在室内空气潮湿的情况下能吸引空气中水分子、空气干燥时，又能释放水分子，可以适当调节室内干、湿度、增加舒适感。石膏制品又是特级防火材料，在火焰中能产生吸热反应，同时，释放出水分子阻止火势蔓延，而且不会分解产生任何有毒的、侵蚀性的、令人窒息的气体，也不会产生任何助燃物或烟气。硅钙板主要由石膏组成,由硅质材料（硅藻土、膨润土、石英粉等）、钙质材料、增强纤维等作为主要原料，经过制浆、成坯、蒸养、表面砂光等工序而制成的轻质板材。生产工艺：生产硅钙板的原料来源较广泛，硅质材料可用石英砂、 硅藻土、粉煤灰、砂尘、瓷土等，钙质材料可用生石灰粉、石灰膏、消石灰粉、电石泥等，增强材料可用玻璃纤维、云母粉、纤维素、有机合成纤维及石棉纤维。生产硅钙板的工艺方法有模压法、抄取法和流浆法。应用领域：硅钙板是由硅质和钙质材料为主，经制浆、成型、蒸养、烘干、砂光及后加工等工序制成的一种新型板材。产品具有轻质高强、防火隔热、加工性好等优点，可广泛应用于高层和公共建筑物的防火隔墙板、吊顶板、风道、各种船舶的隔仓板，以及防火门等。特征：硅钙板具有质轻、强度高、防潮、防腐蚀、防火，另一个显著特点是它再加工方便，不像石膏板那样再加工容易粉状碎裂。 　　作为石膏材料，硅钙板与纸面石膏板相比较，在外观上保留了纸面石膏板的美观；重量方面大大低于纸面石膏板，强度方面远高于纸面石膏板； 彻底改变了纸面石膏板因受潮而变形的致命弱点，数倍地延长了材料的使用寿命；在消声息音及保温隔热等功能方面，也比石膏板有所提高。在防火方面也胜过矿棉板和纸面石膏板。 　同时，硅钙板和硅酸钙板也是两种不同的材料，首先说成分：硅钙板主要由石膏组成，而硅酸钙是由石英、云母、木质纤维等成分组成。其次是用途：硅钙板主要用于室内吊顶，而且它还有高档、中档、低档的区别，最好的是固的硅钙板，耐潮、耐火、防污、低碳，表面洁净，耐久性好。而硅酸钙板则可用于室内外的隔墙、吊顶、表面装饰，防火墙、防火吊顶、钢结构防火、高温绝热等很多环境，硅酸钙板也有好坏之分，好的不含石棉，对人体无害，差的原材料很烂，含石棉，致癌。

将干燥后的镁铁铝尖晶石砖与镁橄榄石复合砖生坯放入高温炉中，升温到1550℃后保温5h进行烧成处理。制成镁铁铝尖晶石砖与镁橄榄石复合砖，待冷却后取出进行拍照，后进行检测。在1500℃与1550℃的不同温度下，镁铁铝尖晶石与镁橄榄石复合砖烧后线变化率。分别是烧成温度为1500℃，电熔镁铝铁尖晶石与镁橄榄石砖的复合砖试样与烧结镁铝铁尖晶石与镁橄榄石砖的复合砖试样。分别是烧成温度1550℃，电熔镁铝铁尖晶石与镁橄榄石砖的复合砖试样与烧结镁铝铁尖晶石与镁橄榄石砖的复合砖试样。在相同的烧结温度下，电熔镁铝铁尖晶石与镁橄榄石砖复合砖的烧后线变化率要低于烧结镁铁铝尖晶石与橄榄石砖的复合砖的烧后线变化率。 　　同一材质的镁铝铁尖晶石砖与橄榄石的复合砖，其线变化率伴随着其烧成温度的提高而增大。不同烧结温度镁铁铝尖晶石与镁橄榄石复合砖的烧后线变化率。镁铁铝尖晶石砖与高纯镁橄榄石砖的线膨胀高纯镁橄榄石砖与镁铁铝尖晶石砖的线膨胀。烧后电熔镁铁铝铁尖晶石砖试样的热膨胀曲线。从室温到1500℃左右，线膨胀率逐渐增大，在1500℃左右时呈现线膨胀率大最大值，没有明显下降。所以电熔镁铁铝尖晶石砖从室温到1500℃的线膨胀率在稳定增长。

该技术主要用于硅一钙（或钙一硅）质磷矿石，它实质是“碳酸盐浮选”和“硅酸盐浮选”两种技术的有机组合，即用“两步浮选工艺”分别排除磷矿石中的碳酸盐和硅酸盐杂质。根据所处理矿石性质来确定采用“正一反”、“反一正”还是“双反”技术。像云南海口磷矿的高镁原生矿采用“反一正”浮选；贵卅瓮福穿岩洞磷矿可以用“正一反浮选”；美国佛罗里达高镁磷矿用“双反浮选”最合理。工艺特点是对矿石性质变化适应性强，可实现常温浮选。        用该技术选别磷矿一般都可以获得令人满意的结果，精矿P2O5。品位可达3 0％以上、MgO含量可降到1％以下，P2O5回收率一般在 80％以上。对美国佛罗里达高镁磷矿选矿中采用了“双反”浮选技术，获得了被美方称之为“讫今为止是世界上所见到的最好结果”。

一、根据以下条件进行配料计算    (1)欲炼制的中碳锰铁成分为:w(Mn)＞78%,w(C)约1.25%，w(P)＜0.25%,w(Si)1.5%。    (2)原料成分如表1所示。表1             原料成分（%）名称MnPCSiFeCaOMgOSiO2混合锰矿400.091.25195.30.50.414锰硅合金670.16　　石灰　　850.7     (3)锰矿中各元素的分配如表2所示。表2          元素分配（%）元素入合金入渣挥发Mn305020Fe9010　P70525     (4)锰硅合金中各元素分配为:硅8%入合金，硅利用率为75%(不包括进入合金的8%)，锰、铁、磷100%入合金。    (5)炉渣碱度n(CaO)/n(SiO2)=1.4.    (6)以100kg锰矿为计算基础，求需锰硅合金量与石灰量。    二、配料计算    (1)锰硅合金用量的计算    需要硅量的计算如表3所示。    锰硅合金用量为 [next]     (2)石灰用量的计算    锰矿带入的SiO2量为                                  100×0.14=14(kg)    锰硅合金中的硅生成的SiO2量为    料批组成为:锰矿100kg;锰硅合金72.56kg;石灰68kg.    (3)合金质量及其成分的计算    锰硅合金进入产品中的各元素总和为            72.56-72.56×0.19×0.92=59.87(kg)    锰矿的锰入合金量为             100×0.4×0.3=12(kg)    锰矿的磷入合金量为            100×0.0009×0.7=0.06(kg)    合金总量为           59.87+12+4.77+0.06=76.70(kg)    合金成分为 [next]     (4)炉渣数量及其成分的计算    炉渣数量及组成如表4所示。表4                                                炉渣数量及组成成分来自锰矿(kg)来自锰硅合金(kg)来自石灰(kg)共计(kg)炉渣成分含量/%MnO100×0.4×0.5×71/55=25.82　　25.8219.477SiO2100×0.14=1427.17468×0.007=0.47641.6531.419CaO100×0.005=0.5　68×0.85=57.858.343.98MgO100×0.004=0.4　　0.40.301Al2O3100×0.57=5.7　　5.74.299FeO100×0.053×0.1×72/56=0.68　　0.680.512P2O5100×0.0009×0.05×1.42/62=0.01　　0.010.0057合计47.1127.17458276132.56100     从上述计算结果可求出渣量与合金产量之比:    锰的回收量计算如下：    入炉锰为:100×0.4+72.56×0.67=88.6152    合金锰为:72.56×0.67+12=60.6152    锰的回收率为:60.6152/88.615=68.4%

电氧化法处理低档次钼矿石是近年来发展起来的新技术。由美国矿山局创造，并在小型实验的基础上已进行了扩展实验。国外其它一些国家亦在进行深入研讨，并普遍认为这是一个有出路的办法。在国内，据了解曩昔未进行过研讨。    国内外选矿产标明，由于钼矿藏嵌布粒度的不均匀性些杂质元素的影响，选矿进程中总有一部份中矿进入精矿中，则影响精矿质量；若进入尾矿中，则影响钼的收回率。因而，怎么处理这部份中矿，一直是极待研讨的一个课题。    北京矿冶研讨总院经过对金堆城二选厂低档次中矿进行的电氧化一萃取法出产钼酸铵应战型实验标明，当给料含Mo为1.30%时，浸出率为96～98%，萃取率为99%左右，所得的钼酸铵含Mo大于60%，Mo的总收回率为90%左右。    1.中矿性质    原矿为金城二选厂的低档次中矿（精选1尾+别离扫选1精）。其首要化学成份（%）：Mo1.30、Cu0.78%、Fe 13.30、Pb 0.05、Zn 0.16、CaO 2.46、MgO 1.45、S 11.85、K2O 4.11、Na2O 0.72、C 0.40、WO3 0.0038、Sn 0.0052、Bi 0.0085、As 0.00019、P 0.11、Re质猜中各粒级中钼的赋存状况粒级μ产率%Mn档次%Mo占有率%氧化Mo%氧化率%MoS2单体%MoS2与脉石、黄铁矿连生体%MoS2出露部份>40μ%MoS2出露部份脉石中Mo包体7422.621.77300.0181.028.337.813.540.474-538.320.965.990.0151.5630.351.811.76.253-444.871.364.960.0261.9148.741.96.23.244-308.621.439.240.0070.4980.116.62.11.230-2010.141.3710.410.00580.429640010月20日20.281.2318.680.00570.4699100-1025.151.120.720.00560.51100000算计1001.331000.0110.77563.3318.665.2512.76     由上表能够看出：（1）给猜中氧化钼很少，氧化率仅为0.775%。钼的氧化物首要是高铁钼华和钼华。（2）粗粒级单体解离度较低，辉钼矿与脉石的连生体和脉石中的辉钼矿包体较多。跟着粒度下降，单体解离度添加，连生体和包体辉钼矿削减，-44μ粒级解离较好。[next]    2.作用机理    电氧化法实际上包含两个进程：（1）电解NaCl水溶液生成NaClO氧化剂；（2）NaClO氧化辉钼矿。两个进程均在一个反响器一拌和槽中不断拌和下进行的，没有阳级和阴级产品分出。    次氧化辉钼矿的反响式：                      MoS2+5ClO-+40H- —→ MoO4=+S2O2-+5Cl-+2H2O        （1）                         4ClO-+S2O3=+20H- —→ 2SO4=+4Cl-+H2O           （2）                      MoS2+9ClO-+60H- —→ MoO4=+9Cl-+2SO4=+3H2O        （3）    NaClO是电解NaCl水溶液生成的，当用石墨做阳极和阴极时，其反响：                               阳极：2Cl- —→ Cl2+2e-                 （4）                             阴极：2H2O+2e- —→ 2OH++H2                      （5）    在溶液中生成的Cl2和OH-结组成OCl-，其反响：                             2OH-+Cl3 —→ OCl-+H2O+Cl-                 （6）    如矿石中含有铼时，次一起氧化铼，其反响：                    Re2S7+28ClO-+160H-  —→ 2ReO4-+28Cl-+8H2O+7SO4=      （7）    由式（3、7）能够看出。电解NaCl水溶液生成的ClO-与MoS2或Re2S7反响后，又生成Cl-。因而，浸出进程自身并不耗费NaCl。所以，浸出后矿浆过滤，其滤回来电解，再生ClO-。NaCl丢失仅限于滤甁中所带走的部份。    从氧化速度看，当溶液中含NaClO小于30克/升，游离状况的碱小于20～30克/升时，辉钼矿氧化速度较快，且铜和铁的硫化物在20～40℃时，氧化速度比矿小。而且，电氧化法是边出产NaClO，边与MoS2反响，简直没有过剩的NaClO与其它金属矿藏反响。所以，该法对辉钼矿的氧化是有挑选性的，浸出液中其它金属杂质含量较低。    3.实验办法与成果    每次实验所用显现质料为90克，含Mo为1.3%，用NaCl水溶液制浆，于拌和槽中通电浸出。浸出后矿浆过滤，其渣用1%Na2CO2水（温度为30～40℃）淋洗，然后再用清水（温度30～40）淋洗。浸出率按渣中含Mo量计算。矿浆pH值用Na2CO3调理。因给猜中含有Re太低，不考虑Re的收回。    准则流程如图一，浸出实验装置示意图如图二。[next] 图一图二[next]     在NaCl矿浆中直接电解出产氯酸的氧化辉钼矿时，影响要素许多，研讨进程中首要研讨了NaCl浓度、矿浆浓度、矿浆pH、矿浆温度、磨矿细度、浸出时刻和电流密度等首要要素。兹简述如下：   （1）NaCl浓度    当电流密度相一起，NaCl浓度愈高，发生的NaClO量亦愈多。在NaCl浓度为5～15%时，所发生的NaClO量比较挨近，跟着NaCl浓度的添加，则辉钼矿氧化的量亦愈多，当NaCl浓度到达10%时，Mo的浸出率为97.87%，再持续添加NaCl浓度时，Mo的浸出率简直不变。   （2）磨矿细度    由于给料是金堆城二选厂的低档次中矿，粗粒级中辉钙矿连生体和包体较多，解离度仅有63%，为使给猜中辉钼矿充沛解离，需求再磨。当给料不经磨矿（63%-400目），Mo的浸出率为92.985，当给料磨至89%-400目时，Mo的浸出率达97.78%，比不磨矿时，进步收回率近5%，如持续添加细度，Mo的浸出率添加很少。   （3）电流密度    在NaCl浓度相同的溶液中，电解发生的ClO-浓度首要取决于电流密度。电流密度愈大，发生的ClO-浓度亦愈大。而ClO-浓度又决议了辉钼矿的氧化速度。跟着电流密度的添加，浸出率也相应地添加，当电流密度为800安培/米2时，Mo浸出率97.08%，如再持续添加电流密度时，Mo浸出率添加很少。   （4）矿浆pH    在矿浆直接电解NaCl浸出辉钼矿的进程中，要不断地往矿浆中添加碳酸钠，以操控其在p5-6的规模。PH值低于5或高于7，Mo的浸出率均下降，面ju的浸出率有所添加。在pH值为5～6时，其它首要金属离子，如Cu、Fe等均处于沉积状况，所以浸出液中，其它金属杂质较少。当矿浆pH值为6，Mo浸出率达97.78%。   （5）矿浆温度    NaClO与MoS2的反响是一个放热的进程，所以跟着反响的进行，矿浆温度逐步上升。矿浆温度在40℃以，Mo浸出率比较高。当矿浆温度比较高时，NaClO开端分化，并分出氧。分出的氧有一部份未参与反响就跑掉了，使NaClO用量比氧化辉钼矿的理论值多得多。所以，电解浸出时，矿浆温度一般应在低于40℃以下进行。但为合矿浆温度在30℃以下，又需求采纳降温办法，因而，矿浆温度在30～40℃时较为适合，当矿浆温度在30℃时，Mo浸出即为97.08%。   （6）矿浆浓度    矿浆浓度能够决议浸出液中Mo离子的浓度和处理量的巨细，而且对Mo的浸出率影响较大。矿浆浓度大于20%时，Mo浸出率大幅度下降。而当矿浆浓度降到10%时，浸出时刻能够缩短一倍，Mo的浸出率仍达98.42%。但归纳考虑，矿浆浓度20%较为适合。   （7）浸出时刻    浸出时刻，首要取决于电流密度的巨细。跟着电流密度的添加，浸出时刻可相应地削减。当Mo浸出率达97%以上时，电流密度为400安培/米2时，需求浸出4小时；电流密度为800安培/米2时，需求浸出3小时。所以，浸出时刻应根据挑选的电流密度巨细来断定。    4.与次溶液浸出法的比较    为了进行电氧化法与直接用次氯酸溶液浸出辉钼矿的比照，用次进行了浸出时刻、浸出液电解再生ClO-实验。为了考察浸了液回来运用的作用，进行了次溶液浸出—电解浸出—溶剂萃取—电解浸出的小型实验。准则流程如图三。[next] 图三     由上图看出，次溶液直接浸出时，Mo的浸出率为98.09%；第一次电解浸出时,Mo的浸出为97.12%、与次溶液浸出时，相差0.97%；第2次电解浸出时，Mo的浸出为96.51%、与次溶液浸出时，相关1.58%，与第一次电解浸出时引导0.61%，成果相差不很大，均与NaCl溶液电解浸出时目标附近。为了确保Mo的浸出率，在浸出液屡次回来运用时，每次电解浸出应补加少数次溶液或NaCl，以补偿NaCl的丢失。    总归，电氧化法与直接用次溶液浸出比较，技术目标根本相同，但电氧化法可使两和中办法得到的浸出液生次氯酸盐，回来运用，经济作用显着。

     高纯多晶硅是电子工业和太阳能光伏 产业 的基础原料，在未来的50年里，还不可能有其他材料能够替代硅材料而成为电子和光伏 产业 主要原材料。 　　   随着信息技术和太阳能 产业 的飞速发展，全球对多晶硅的需求增长迅猛， 市场 供不应求。世界多晶硅的 产量 2005年为28750吨，其中半导体级为20250吨，太阳能级为8500吨。半导体级需求量约为19000吨，略有过剩；太阳能级的需求量为15600吨，供不应求。近年来，全球太阳能电池 产量 快速增加，直接拉动了多晶硅需求的迅猛增长。全球多晶硅由供过于求转向供不应求。受此影响，作为太阳能电池主要原料的多晶硅 价格 快速上涨。 　　   中国多晶硅工业起步于20世纪50年代，60年代中期实现了 产业 化，到70年代，生产厂家曾经发展到20多家。但由于工艺技术落后，环境污染严重，消耗大，成本高等原因，绝大部分企业亏损而相继停产或转产。到目前为止，国内有多晶硅生产条件的单位有洛阳中硅高科技有限公司、峨嵋半导体材料厂（所）、四川新光硅业科技有限责任公司3家企业。 　 　中国集成电路和太阳能电池对多晶硅的需求快速增长，2005年集成电路 产业 需要电子级多晶硅约1000吨，太阳能电池需要多晶硅约1400吨；到2010年，中国电子级多晶硅年需求量将达到约2000吨，光伏级多晶硅年需求量将达到约4200吨。而中国多晶硅的自主供货存在着严重的缺口，95%以上多晶硅材料需要进口，供应长期受制于人，再加上 价格 的暴涨，已经危及到多晶硅下游众多企业的发展，成为制约中国信息 产业 和光伏 产业产业 发展的瓶颈问题。 　 　由于多晶硅需求量继续加大，在 市场 缺口加大、 价格 不断上扬的刺激下，国内涌现出一股搭上多晶硅项目的热潮。多晶硅项目的投资热潮，可以说是太阳能电池 市场 迅猛发展的必然结果，但中国硅材料 产业 一定要慎重发展，不能一哄而上；关键是要掌握核心技术，否则将难以摆脱受制于人的局面。 　　   作为高科技 产业 ，利用硅矿开发多晶硅， 产业 耗能大，电力需求高。目前电价已成为中国大多数硅矿企业亟待突破的瓶颈之一。因此中国大力发展多晶硅 产业 ，亟需在条件成熟的地方制定电价优惠政策，降低成本。 　　   由于需求增加快速，但供给成长有限，全世界多晶硅的年需求量将达到6.5万吨。在未来的3至5年间，也就是在中国的“十一五”期间，将是中国多晶硅 产业 快速发展的黄金时期。   我国是一个正在迅速崛起、经济快速增长的发展中大国，我国的电子工业和光伏 产业 也正处在飞速发展的关键时期，很难想象我国要依靠90%以上进口高纯多晶硅来维持我国电子产品出口世界第二、光伏制造世界第三的地位。也就是说，没有我国自己生产的充足的多晶硅原料供应，要保持我国电子信息 产业 和光伏 产业 的高速发展几乎是不可能的。 

   高纯金属硅 （ 99.99%-99.9999%）　熔点. 1410 0C, 沸点. 2355 0C, 密度2.33 gm/cm3 蓝白色, 非常脆, 低导热导电系数. 成块状、锭状、板状和薄片状等. 用于半导体, 光电照相装置常用于制造多晶硅和高纯度二氧化硅。  工业上，通常是在电炉中由碳还原二氧化硅而制得。 　　化学反应方程式： 　　SiO2 + 2C → Si + 2CO 　　这样制得的硅纯度为97~98%，叫做金属硅。再将它融化后重结晶，用酸除去杂质，得到纯度为99.7~99.8%的金属硅。如要将它做成半导体用硅，还要将其转化成易于提纯的液体或气体形式，再经蒸馏、分解过程得到多晶硅。如需得到高纯度的硅，则需要进行进一步的提纯处理。  中国是全球主要的金属硅产地，2007年中国金属硅总产量为95-100万吨，而2006年中国金属硅总产量为75-80万吨。2007年中国国内金属硅消费量达25万吨以上，而且近几年国内对金属硅的需求也在不断增加，国内消费量在总产量中的比重也在不断提高。2008年1-3月份中国金属硅生产量在200,000-250,000吨左右。除去出口量，中国国内消费量在35,000-85,000吨左右。   更多关于高纯度金属硅的资讯，请登录上海有色网查询。

  高纯金属硅 （ 99.99%-99.9999%） 　　熔点. 1410 0C, 沸点. 2355 0C, 密度2.33 gm/cm3 蓝白色, 非常脆, 低导热导电系数. 成块状、锭状、板状和薄片状等. 用于半导体, 光电照相装置常用于制造多晶硅和高纯度二氧化硅。  高纯金属硅提纯制备高纯多晶硅的方法，在高纯氩气的保护氛中，以石墨坩埚为正极、设于石墨坩埚中间的竖向石墨电极为负极，在所述石墨坩埚内壁与石墨电极外壁上上下错开设置水平格栅，加热石墨坩埚中的高纯金属硅至１６５０－１８００℃产生硅蒸气，使硅蒸气上行经过格栅后冷却收集得到高纯多晶硅。本发明与传统提纯工艺相比，不仅大幅缩短了提纯工艺流程，而且工艺稳定、效率高，降低了太阳能电池的原料成本，得到的高纯多晶硅纯度稳定、一致性好；提纯设备的制造成本低，生产过程中也无排污，环保效益好。  金属硅又称结晶硅或工业硅，其主要用途是作为非铁基合金的添加剂。硅是非金属元素，呈灰色，有金属色泽，性硬且脆。硅的含量约占地壳质量的26%；原子量为28.80；密度为2.33g/m3；熔点为1410C；沸点为2355C；电阻率为2140Ω.m。金属硅的牌号：按照金属硅中铁、铝、钙的含量，可把金属硅分为553、441、411、421、331、3303、2202等不同的牌号。金属硅的附加产品：包括硅微粉,边皮硅，黑皮硅，硅渣等。  更多关于高纯金属硅的资讯，请登录上海有色网查询。 

高炉冶炼低硅锰铁是高炉锰铁生产的一项重要技术进步。本文就这一技术，从理论和实践两方面进行了阐述。还原机理。据近年有关研究，高炉内硅的还原是按照SiO2→SiO→Si的顺序逐级进行的。高炉中硅还原进入生铁的过程主要是在滴落带进行，并以SiO气体为中介还原转入铁水中，风口前焦炭燃烧后释放出的灰分中的SiO2虽进入炉渣，但基本上呈自由状态，活度大，与焦炭接触良好，所以反应(容易进行，使(SiO2)极易转变为气态SiO。气态SiO在滴落带挥发上升过程中与下降的铁水接触，被铁水中的[C]还原而进入生铁。因此，在风口高温区和滴落带，热力学条件和动力学条件都是有利的，即在风口平面上是增硅的过程。风口平面以下的进行而使已还原进入生铁的[Si]发生再氧化而呈现降硅过程。这一系列还原过程已为国内外高炉解剖及生产实践所证实。

铝土矿用作电熔刚玉原料时的质量要求项目第二砂轮厂第四砂轮厂ω（Al2O3）%≥85≥80ω（Fe2O3）%＜5＜6ω（SiO2）%＜5.6 ω（TiO3）%3.5～6.5＜5.5ω（CaO）%＜0.4 ω（CaO+ MgO）% ＜1.2ω（烧失量）%＜0.5＜1铝硅比值（A/S）≥15≥12进厂块度 mm＜25020～300烧失率 % ＜4注：l、一水硬铝石型铝土矿；2、熟料；3、供矿品位

含钒生铁在转炉炼钢过程中，将钒一同吹入渣中，得到含CaO巨大45%～60%的炉渣，称为高钙含钒渣。从这种渣中收回钒有两个计划： 第一个计划是回来高炉再炼，进一步在高炉内富集，到达生铁中含钒在2%左右，此含钒生铁经吹炼后能够制得30%～40% V2O5的高钒渣，可供直接炼制生铁或作为进一步提取V2O5的质料。 第二个计划是焙烧，高钙钒渣含V2O5 4.68%，钒渣/纯碱＝100/18，造粒后在回转窑（外径1m，长10m，处理量2.5t/d）内1100℃下化焙烧2h；焙烧后熟料水淬，湿球磨，然后在机械拌和槽或气体拌和槽浸取，通入石灰窑气，60℃碳酸化浸取2h，液固比5/1，结尾pH＝8.5。沉钒前液含V5g/L，加硫酸至游离酸H2SO4达2～3g/L，沸点下经1.5～2h后，清液中含V降至0.2g/L完毕，得红饼。钒浸取率76.3%，沉钒率达95%，从钢渣至红饼钒的实践收回率为64%。红饼中含V2O5 83.5%。此工艺技术可行，但碱耗量较高。钢渣中的V2O5含量低于5%时，效益会明显下降。 以上两个计划均未付诸实施。

一、前语 低硅烧结能改进烧结矿的冶金功能，削减高炉冶炼进程中发生的渣量，减薄软熔层，进步滴落带的透气性，因而有利于高炉顺行和下降焦比。一起，削减渣量还有利于添加高炉的喷煤量。一般以为铁矿石TFe含量进步1%，高炉焦比下降2%，产值进步3%。因而，低硅烧结能给厂商带来巨大的经济效益。 跟着包钢选矿技能的不断进步，铁精矿档次日趋进步，现在自产白云鄂博铁精矿的SiO2含量已下降到210%～410%，为低硅烧结矿的出产及高炉选用低硅烧结矿冶炼供给了物质根底。因为铁矿粉中的SiO2是烧结进程中发生满足液相以使物料粘结的根底，也是确保烧结矿具有较高强度的条件，所以选用低硅铁矿粉烧结时，烧结矿质量特别是机械强度或许显着变差。特别关于白云鄂博铁矿粉来说，因为富含CaF2、K2O、Na2O，在烧结进程中CaF2可吸收CaO和SiO2生成晶石，然后削减构成铁酸钙的有用CaO数量，使铁酸钙的生成量明显下降；而K2O和Na2O首要散布于硅酸盐玻璃质中，是玻璃质的安稳剂，有利于玻璃质的构成，也会按捺铁酸钙的生成。因而，在碱度必定的情况下，包钢铁矿粉出产的烧结矿铁酸钙含量远低于普通烧结矿，低硅烧结矿的强度问题就愈加杰出。为此，咱们经过微型烧结实验研讨了包钢低硅烧结条件下，烧结温度、配碳量、烧结矿碱度、SiO2含量、MgO含量等参数对烧结矿粘结相强度的影响，并在此根底上进行了烧结杯验证实验，为包钢优化低硅烧结工艺参数供给了依据。 二、微型烧结实验 粘结相强度是指铁矿粉在烧结进程中所构成液相对其周围矿粉进行固结的才能。因为烧结矿是由粘结相粘结未熔含铁矿藏而构成的非均质矿藏，其含铁矿藏的强度要高于粘结相强度，故粘结相本身强度就成为限制烧结矿强度的重要要素。在其他条件相同的情况下，粘结相本身强度高，烧结矿强度也高。故本文以粘结相强度为表征来研讨相关烧结要素对烧结矿强度的影响。 首要选用红外微型烧结炉就低硅烧结温度、碱度、SiO2含量、MgO含量对烧结试样粘结相强度(烧结根底特性)的影响进行了四要素四水平正交实验，实验计划及成果列于表1。实验所用矿粉为包钢烧结常用质料，其间自产精矿与澳矿配比为85∶15，褐铁矿粉为高硅矿，用量较少，首要用作SiO2含量调理，各种质料的化学成分列于表2。实验时，经过改动不同矿粉的配比来调整试样的SiO2含量，参加CaO、MgO等化学纯试剂调整试样的碱度和MgO含量。依据正交实验成果(表1)可知，极差越大，对粘结相强度影响越大。各要素对包钢低硅烧结矿粘结相强度影响的强弱次序是:烧结温度>碱度>MgO含量>SiO2含量。依据极差分析可知，A条件(即SiO2)中最优为A1(表1中Σ(1)/12为451，粘结相强度最高值)，依此类推，粘结相强度的最优烧结参数水平为A1B2C1D4，即SiO2含量4.0%，碱度2.5，烧结温度1200℃，MgO含量116%。 三、烧结杯验证实验 依据正交实验成果，挑选三个具有代表性的实验点做烧结杯验证实验，实验编号分别为1#、2#、3#。其间3#为正交实验粘结相强度的最优水平，即低硅、高碱度、低MgO试样：1#和2#分别为正交实验中粘结相强度最低和偏低的7#和13#实验点，试样粘结相强度的摆放次序为3#>2#>1#。烧结温度的凹凸用配碳量来模仿。为了进一步研讨配碳量和混合料水分的影响，对每个实验点的配碳量及混合料水分进行了微量调整。每个点做三次，取得相应的烧结矿筛分指数和转鼓强度。在此根底上，结合对烧结矿样组成、结构及矿相调查来分析断定包钢低硅烧结的最优工艺条件。 （一）烧结杯实验办法及工艺参数 烧结杯实验所用矿粉与微型烧结实验相同，参加生石灰、石灰石和白云石来调整试样的碱度与MgO含量，实验所用质料成分见表2。依照各实验点的成分要求，先将配好的干料混匀，再加水放入滚筒中造球，要求大于3mm的小球占到总数的70%左右，然后丈量混合料水分；将造好的混合料小球布入Á200mm的烧结杯中，上面放200g焦炭焚烧，焚烧负压5kPa，烧结负压10kPa，当烧结废气温度降到200℃时烧结完结。取出烧结矿饼进行破碎、筛分，并检测其筛分指数和转鼓强度。 烧结杯实验在包钢炼铁厂实验室进行，其烧结工艺参数见表3。（二）实验成果及分析 烧结杯实验成果列于表4。由表4可知： 1、比照1#～3#实验，在实验所选配碳(3.6%～4.2%)范围内，各组试样的转鼓强度均随配碳量添加有所进步(参见图1)。这阐明，坚持恰当的配碳量对添加烧结液相量、进步包钢低硅烧结矿的转鼓强度是有利的。 2、正交实验所得粘结相强度最优的3#试样其烧结杯实验的转鼓强度也是最好的。1#、2#、3#试样的转鼓强度摆放次序为3#>2#>1#，与正交实验粘结相强度的摆放次序相一致，验证了正交实验成果的正确性，再次阐明粘结相强度这一烧结根底特功能很好地反映实践烧结矿的转鼓强度。比照各个试样的返矿平衡系数，3#试样最低，即粉化率最低。 3、将1#与2#两个高MgO烧结试样进行比照，在配碳量相同的情况下，随碱度下降及SiO2含量升高，烧结矿(MgO含量≥2.8%)的转鼓指数有所进步。究其原因，首要是2#烧结试样中的MgO矿化程度进步，试样中剩余熔剂量削减，含镁高熔点矿藏析出量下降，矿藏组成削减，结构均匀化，使得烧结试样强度进步。故而，当MgO含量较高时，需恰当下降碱度、进步SiO2含量，确保MgO的矿化和烧结液相数量的添加。为了确保低硅烧结矿具有较高的强度，烧结矿中MgO含量不宜很高。 4、在实验所挑选的混合料水分范围内，随水分添加，烧结矿转鼓指数出现增高的趋势。由此阐明，坚持适合的混合料水分有利于混合料制粒，并改进烧结矿强度。 对转鼓强度最优的3#试样(R2.5、MgO1.60%、SiO24.0%、配碳3.8%)和转鼓强度较差的2#试样(R1.6、MgO2.8%、SiO25.2%、配碳4.0%)进行了矿相分析。其矿藏组成列于表5，烧结矿显微结构见图2和图3。3#试样为低硅(SiO24.0%)、高碱度(2.5)、低MgO(1.60%)、低配碳量(均匀3.8%)烧结试样;而2#试样为高硅(SiO25.2%)、低碱度(1.6)、高MgO(2.8%)、高配碳量(均匀4.0%)烧结试样，两者的烧结条件构成明显对照。从图2、图3能够看出，3#试样的显微结构以磁铁矿和铁酸钙构成的熔蚀交错结构为主，部分可见磁铁矿和玻璃相构成的斑状结构；2#试样的显微结构则以磁铁矿和玻璃相构成的斑状结构为主，部分可见磁铁矿和铁酸钙构成的熔蚀结构，交错结构罕见。3#试样的铁酸钙含量高达29%，而2#试样的铁酸钙含量只要13%，且玻璃相和磁铁矿含量均较多。究其原因，2#试样中MgO含量较高(为2.8%)，烧结进程中MgO可进入磁铁矿晶格中，具有安稳磁铁矿晶格的效果，不利于磁铁矿氧化为赤铁矿，因而对铁酸钙的生成具有按捺效果;其次，2#试样碱度较低(为1.6)，CaO含量较少，亦不利于铁酸钙的生成，而SiO2含量较高(为5.2%)，对玻璃相的构成具有促进效果。此外，较高的配碳量也会促进玻璃相的构成，而不利于铁酸钙的生成。由此能够以为，高碱度、低MgO、低配碳量是包钢低硅烧结的必要条件。本研讨所得低硅烧结的最佳工艺条件为:SiO2含量4.0%、碱度2.5、MgO含量1.6%、配碳量3.8%。 四、定论 （一）微型烧结实验所得粘结相强度的摆放次序与烧结杯实验所得转鼓强度的摆放次序相一致，阐明粘结相强度这一烧结根底特功能很好地反映实践烧结矿的转鼓强度。包钢低硅烧结的最佳工艺条件为:SiO2含量4.0%、碱度2.5、MgO含量1.6%、配碳量3.8%。 （二）坚持适合的混合料水分，有利于改进混合料制粒，进步烧结矿转鼓强度;MgO含量较高时，需恰当下降碱度、进步SiO2含量，确保MgO的矿化和烧结液相量的添加。 （三）烧结进程中MgO可进入磁铁矿晶格中，具有安稳磁铁矿晶格结构的效果，不利于磁铁矿氧化为赤铁矿，因而对铁酸钙的生成具有按捺效果。操控较低的MgO含量，是确保低硅烧结矿强度的必要条件。 （四）高碱度、低配碳是促进铁酸钙生成、按捺玻璃相发生、确保低硅烧结矿强度的要害，当包钢烧结矿SiO2含量下降到4.0%时，烧结矿碱度应维持在2.5左右。

电硅热法就是在电炉内造碱性炉渣的条件下，用硅铬合金的硅复原铬矿中铬和铁的氧化物而制得。 　　        冶炼设备及原材料      用电硅热法冶炼中低碳铬铁是在固定式三相电弧炉内进行的，能够运用自焙电极，炉衬是用镁砖砌筑的(干砌)。炉衬寿数短是中低碳铬铁出产中的重要问题。因为冶炼温度较高(达1650℃)，炉衬寿数一般较短(约45-60天)。  电炉功率一般选用2000-3500kV·A。3500kV·A固定式三相电弧炉的炉壳直径为5.2m，高2.5m，炉膛直径(底部)2.7m，炉膛深度1.3m，电极直径450mm。  冶炼中低碳铬铁的质料有铬矿、硅铬合金和石灰。铬矿应是枯燥纯洁的块矿和精矿粉，其Cr2O3含量越高越好，杂质(Al2O3，MgO、SiO2)含量越低越好。铬矿中磷含量不该大于0.03%。粒度小于60mm。硅铬合金应是破碎的，粒度小于30mm，不带渣子。石灰应是新烧好的，其CaO含量不少于85%。石灰中CaO越低，则杂质SiO2、Al2O3就越高，成果用来调整碱度的CaO也越多，而真实的有关CaO就越低。假如石灰中的CaO低，则有用的CaO就更低。            炉内反响 　　          用电硅热法冶炼中低碳铬铁的首要反响如下：2Cr2O3+3Si=4Cr+3SiO2 2FeO+Si=2Fe+SiO2这两个反响的根底是硅能与氧化合生成比铬和铁的氧化物更为安稳的化合物SiO2。用硅复原铬和铁的氧化物的进程和用碳复原的进程有差异。用碳复原时生成的能够从反响中逸出，因而用碳复原氧化物的反响沉积是很彻底的，并能确保被复原的元素有较高的回收率。用硅复原铬和铁的氧化物时，反响生成的SiO2，集合于炉渣中，使进一步复原发作困难。因而，如不采纳办法，复原时只能将矿石中40%-50%的Cr2O3复原出来，然后复原反响就要中止进行。再添加复原剂的数量，则合金中的硅要高出规则标准形成废品，并且炉渣中的Cr2O3仍是很高。为进步铬的回收率，需向炉渣中加熔剂石灰。石灰中的CaO能与化兼并生成安稳的硅酸盐：CaO·SiO2、2CaO·SiO2(以2CaO·SiO2为最安稳)，这样才能把渣中Cr2O3进一步复原出来。 炉渣碱度CaO/SiO2一般等于1.6-1.8。冶炼中低碳铬铁的炉渣中也含也MgO,是由铬矿和炉衬带进的，氧化镁和氧化钙的效果相同，所以炉渣碱度也可用(CaO+MgO)/SiO2来表明。冶炼中低碳铬铁(CaO+MgO)/SiO2一般等于1.8-2.0。这样就使铬矿中的Cr2O3最大极限地从矿石中复原出来。如碱度再进步就不合理了，不光不能大幅度的下降炉渣中的Cr2O3，而因为渣量添加，炉渣中铬的总量及熔化炉渣耗费的电能也添加。 炉渣与金属之比(渣铁比)为3.0-3.5。操作工艺中低碳铬铁出产特点是间歇式作业，各个不同冶炼期有着各种不同的电气准则。

前言 随着锌用途范围的扩大，世界各国锌产品消耗逐年增加。硫化锌矿日渐供应不足，氧化锌矿的开采利用逐渐引起人们的重视。氧化锌矿主要是含有硅酸锌矿Zn2SiO4，异极矿Zn4(Si2O7)(OH)2·H2O和菱锌矿Zn2CO3的含锌矿物，有些氧化锌矿含锌品位高达20%～30%，其特点是： 1、氧化矿很难通过选矿富集； 2、含可溶硅高，浸出矿浆很难实现固液分离。在未解决浸出矿浆难过滤问题之前，一般采用火法冶炼处理，但在能源日益紧张和环保要求日益严格情况下，氧化锌矿火法冶炼逐渐被湿法冶炼工艺取代。 湿法处理氧化锌矿的最大难点是浸出时生成难以过滤的胶质SiO2。几十年来人们围绕着如何获得易于过滤的矿浆，做了大量的工作，经过长期的研究，在应对矿浆中硅的危害方面取得了突破，已有一些处理硅酸锌矿的酸浸技术用于工业生产。 2004年笔者参加国外某氧化锌矿湿法冶炼半工业试验，对当地矿石的浸出脱硅工艺进行多方案探索，提出新的浸出脱硅工艺，并将新工艺在半工业试验厂实施。新工艺与原工艺对比，锌回收率提高9.4%，酸碱消耗降低50%。本文详细介绍了浸出脱硅流程的选择，半工业试验情况及取得的技术经济指标。 一、工艺流程选择 由于成矿条件不同，不同地区高硅氧化锌矿的性质差异较大。为适应原矿特性，世界上开发出了多种湿法处理工艺。本试验原料特性及较成熟的处理工艺简述如下。 （一）原料特性 本试验所用的氧化锌矿含有大量的碱性物质及大量碳酸根，浸出过程中产生大量二氧化碳且耗酸量大。小型试验表明，在低酸条件下，浸出时间30 min，终点pH 1.5时，锌浸出率高达95.3%，主要杂质Fe，Al和Si浸出率很低。其化学成分及物相组成分别见表1和表2。（二）工艺流程 目前工业上应用的3种较成熟的工艺是:V.M法；EZ法；Radina法。 1、老山工艺（Vieille－Montagne) V.M工艺是比利时老山公司发明的，其特点是将浸出槽串联起来，在严格控制浸出温度7090T条件下，缓慢加酸，逐步提高酸度，经8－10h终点pH达到1.5后，继续搅拌2h使SiO2呈结晶形式沉淀。 2、EZ工艺 EZ法是澳大利亚电锌公司发明的，其特点是:先进行氧化锌矿酸性浸出，再进一步中和凝聚。浸出控制在自热(较低)温度40～45℃下进行，终点pH1.8～2.0，凝聚温度控制在6070 9C，加人Fe3＋，A13＋凝聚剂及中和剂，终点pH 5.2～5.4。全过程4-6 h，从而使胶质SiO2凝聚成易于过滤的沉淀物。 3、Radina法 Radina法是巴西工商公司研制的方法，该法的关键点在于浸出过程胶质SiO2浓度低，用已沉淀析出的SiO2作晶种，在硫酸铝凝聚剂存在下，使胶质SiO2结晶沉淀下来。其操作程序如下： 将硫酸铝、废电积液(10% H2SO4)加人浸出槽中，加热到90℃左右。用过量的氧化锌矿石中和至pH=4左右，再加人一批废电积液，其量与第一批相同，浸出0.5 h，然后用氧化锌矿中和槽中的废电积液，至少要加3次废电积液及相应量的矿石使浸出槽装满。 抽出三分之一已中和浸出好的矿浆送去过滤，再加人新电积液。因为浸出槽只有三分之一的体积是有效的，Radina法也被称为“三分之一”法。 以上3个方法均采用稀硫酸直接浸出氧化锌矿，使锌和硅分别以硫酸锌和硅酸形态进人溶液，但解决矿浆的过滤问题则分别采取不同措施。M.V法与Radina法都是在浸出过程中使二氧化硅形成结晶沉淀，EZ法则分为浸出和硅酸凝聚两段组成，SiO2在中和絮凝段聚合成颗粒紧密易于过滤的沉淀物。 M.V法与Radina法浸出结晶时间长达8～10 h使用原矿作中和剂，浸出中和渣含锌较高(Zn5.0%～9.0%)，锌浸出率较低。 EZ法浸出絮凝时间较短(3. 5～6.0 h )，使用石灰作中和剂，浸出中和渣含锌较低(Zn 3.5%～5.0%)，但浸出过程酸耗增加。 外方选择了生产能力相对较高的，用石灰中和的EZ法，工艺流程见图1。二、中和絮凝法(EZ)的基本原理 （一）氧化锌矿浸出过程中SiO2的行为 氧化锌矿的主要成分均易被稀硫酸溶解，在锌溶解的同时SiO2也进人溶液，其反应式如下： 硅酸锌 Zn2SiO4＋2H2SO4→2ZnSO4＋H4SiO4             （1） 异极矿 Zn4(Si2O7)(OH)2·H2O＋4H2SO4→4ZnSO4＋2H4SiO4＋2H2O    （2） 菱锌矿 ZnCO3＋H2SO4→ZnSO4＋CO2↑＋H2O      （3） 进人溶液的硅酸很不稳定，分子间将发生多次 聚合作用，形成多聚硅酸、硅溶胶、水凝胶。当溶液中SiO2浓度足够大时，在放置过程中就会自动进人胶凝过程而成为水凝胶，呈半固体状态失去流动性，使固液分离完全停顿。 硅酸是带电的，通常认为原硅酸的等电点在pH=2附近。 在pH>2时，部分原硅酸按下式离解:： H4SiO4 H3SiO4－＋H＋                         （4） 原硅酸与带一个负电荷的H3SiO4－作用，生成带一个负电荷的硅酸的二聚体，此二聚体又可与原硅酸作用生成三聚体、四聚体等多硅酸，进而生成SiO2溶胶。 在pH H4SiO4＋H＋ H5SiO4＋                              （5） 原硅酸与带正电荷的 H5SiO4＋进行经联反应形成双硅酸，进而生成三硅酸、四硅酸等多硅酸，生成硅 溶胶。 因此，在pH>2的溶液中是原硅酸与一价阴离子的缩合作用；而在酸液内是原硅酸与一价阳离子的聚合作用。 （二）硅酸在溶液中的聚合形态 硅酸在溶液中由于其聚合程度不同，以α、β、γ三种形态存在。α形态接近于单分子状态(即原硅酸或简单的偏硅酸)，不致影响溶液的澄清过滤，即pH=2左右的溶液，此时溶液最稳定。β形态的硅酸聚合程度略高，约大于α形态的350倍，这种胶凝物难于沉淀，即当pH>2或pH 因此，浸出溶液含二氧化硅较高时，会出现下列现象： 1、在pH=2左右时，以稳定的胶体溶液存在； 2、在较高pH时，聚集成一种巨大的疏松网状结构，即凝胶； 3、在迅速聚集的条件下(高温、高pH值、高离子强度、絮凝剂和相反电荷等)就絮凝成胶体颗粒紧密堆积的沉淀物。 通过控制特殊的工艺技术条件，保证生成二氧化硅沉淀而不发生胶凝，从而改善矿浆的澄清与过滤问题。 三、半工业试验 外方按小试方法选择了EZ法作为半工业试验方案，并设计了半工业试验厂。中方专家根据原矿性质及现场小试结果提出新工艺流程并修改试验厂设计。半工业试验采用两个试验流程完成浸出脱硅过程试验。 （一）工艺流程 1、原工艺流程 原工艺流程见图1。在控制Fe、A1、Si较低的浸出率条件下，常温加人石灰石、絮凝剂进行中和絮凝，使矿浆易于沉降。此工艺与E.Z法很相似，但在中和絮凝段未加温，未加人含Fe3＋、A13＋的絮凝剂。该工艺优点在于工艺流程简单，锌浸出率较高 (约94%)；其缺点为:①浸出后液含酸高，溶液量大，中和溶液中残酸消耗大量的石灰石和可再利用的酸同时增大了中和渣量；② 中和渣量大，含锌较高(6.2%～8.5%)，中和段锌损失率高。 2、新工艺流程 新工艺流程见图2。在分析原小试工艺流程优缺点后，结合矿石及原方案中和渣特性，对原工艺作如下修改:(1)用部分原矿代替石灰作中和剂； (2)增加脱硅渣二次酸浸工序； (3)二次酸浸液(含Fe3＋、Al3＋)返回二次酸浸，达到降低弃渣含Zn量，降低酸、碱消耗量，提高全流程经济效益的目的。 （二）试验过程 1、浸出工序 浸出工序两种工艺相同，设备为3个串联连续浸出槽。 球磨后矿浆底流进1#浸出槽，同时加入废电解液、二次酸浸浓密机溢流液、滤液及洗水在常温下浸出1h,1#、2#浸出槽加人浓硫酸控制浸出pH=1.5,3#浸出槽pH=1.8～2.0。浸出矿浆自流进中和脱硅槽。 2、中和脱硅工序 中和脱硅工序设备为3个串联连续中和槽及中和浓密机。 浸出矿浆进入1#中和脱硅槽，同时加人原矿矿浆控制中和pH=3.6～3.8,3#中和脱硅槽加人CaCO3矿浆控制中和pH=4.5～4.8。中和脱硅温度85～90℃，中和时间2.5～3h。中和后矿浆加人絮凝剂后流人中和浓密机。中和浓密机溢流液部分返回磨矿，其余去净液工序，底流进行二次酸浸。原工艺中和浓密机底流进过滤洗涤工序。 3、二次酸浸工序 二次酸浸工序设备为一个二次酸浸槽和酸浸浓密机。 中和浓密机底流泵人二次酸浸槽，加浓硫酸和二次洗水，常温下进行二次酸浸。二次酸浸时间:60min，液固比1.6:1，酸浸pH=1.0～1.5。经二次酸浸后矿浆泵人酸浸浓密机，酸浸浓密机溢流返回浸出工序，底流洗涤过滤后堆存。 4、过滤洗涤工序 过滤洗涤工序设备为真空吸滤盘及滤液、洗水贮槽。 二次酸浸后渣泵人吸滤盘过滤、洗涤。滤液及部分洗水进滤液贮槽，返浸出工序，一次洗水返二次酸浸工序，二次洗水返磨矿工序。 （三）试验结果 试验在国外某试验厂进行了3个月，共处理矿石30t。两种工艺同时进行，取得的指标见表3。从表3中看出，新方案锌实际回收率比原方案高近10个百分点。 四、结束语 在新工艺流程与原工艺流程都经过充分试验后，双方均认为:新方案利用当地高硅氧化锌矿石的特性，合理选用工艺流程，大幅度降低原辅材料消耗，提高锌回收率，是本半工业试验的最佳方案。其优点如下: (一)用原矿取代石灰作中和剂，酸耗降低约50%，碱耗减少约75%； (二)通过增加中凝聚渣的二次酸浸工序，提高锌回收率约9%。

1995年哈贾伐瓦尔塔冶炼厂奥托昆普研究中心共同开发了闪速炉直接生产低铁高镍锍新工艺。基于闪速炉反应塔中形成的不续氧化物熔滴，如氧化铜等在熔池中与一些残余硫化物,如FeS及汪量硫化镍等继续反应生成镍锍和炉渣,由于硫量少,形成了金属化的高镍锍和SO2：                                 2NiO+FeS=[2Ni,Fe]锍+SO2                                 2Cu2+FeS=[4Cu,Fe]锍+SO2                                 4Cu2O+Ni3S2=[8Cu,3Ni]锍+2SO2                                 2NiO+Ni3SO2=7[Ni]锍+2SO2    镍锍含铁很少，基本上95%以上的铁进入渣，其中Fe3O4全部入渣，即Fe3O4=（Fe3O4）渣。    残余未反应的硫化物溶解于镍锍中：                                 Ni3S2=[Ni3S2]锍                                 Cu2S=[Cu2S]锍                                 FeS=[FeS]锍    镍以NiO形态溶入闪速熔炼渣中，经还原贫化进入锍中。                                （NiO）渣+C(CO)=[Ni]锍+CO(CO2)                                 (Fe3O4)+C渣(CO)=3(FeO)渣+CO(CO2)                                 (FeO)+C(CO)渣=[Fe]锍+CO（CO2）    深度还原高氧化态炉渣出带来另一后果，即产生大量的（CO+CO2）气体，引起电炉渣鼓泡，为此要控制好电炉温度、焦炭加入时以及冷料加入量。下表中列举了第一年的前8个月操作数据的平均数与老工艺比。   奥托昆普公司哈贾伐瓦尔塔镍厂新、老工艺作业数据的比较物料名称NuCuFeSSiO2MgOCO2SO2                      老       工        艺闪 速 炉硫化镍精矿1022827135　　镍     锍40131825————　　炉     渣20.6400.5279　　烟     气　　　　　　1223电 炉镍     锍4512308　　　　炉     渣0.20.3400.430　 　 　新工艺（高镍锍闪速熔炼）闪 速 炉硫化镍精矿151303085　　镍     锍655421——　　　炉     渣40.5400.2278　　烟     气　　　　　　1330电 炉镍     锍506307——　　　炉     渣0.30.2420.3318.5 　 　     新工艺取消了传统的转炉吹炼,无转炉渣返回贫化处理,产出连续的SO2气流,改善了硫酸厂的操作；取消了吊车动输,减少了废气、灰尘的逸出,改善了工厂的民事卫生状况；熔炼炉渣还原贫化后弃渣达到含Ni0.3%、含Cu 0.2%的水平,减少了内部循环,提高了金属回收率。

无机晶须是指具有必定长径比(≥10)和必定截面积(≤52×10-5cm2)的一维单晶材料，其晶体结构较为完好，内部缺陷较少，强度和模量均接近于完好晶体材料，具有高强度、耐热、耐磨、阻燃等长处，是复合材料的一种新式高功能增强增韧剂。 现在，现已工业化出产的无机晶须主要有碳化硅、铝、镁、硫酸镁、钛酸钾、莫来石、氧化铝、氧化镁等，但其贵重的报价阻止了该类产品的全面推广运用，而性价比优秀的碳酸钙晶须则很好的满意了市场需求。 1、什么是碳酸钙晶须?碳酸钙晶须显微照片 碳酸钙晶须一般是以来历广泛、报价低廉的石灰石为质料，经过简略工艺低温下制成，出产成本低，晶须功能杰出，无毒无害，是性价比较优一种的新式晶须材料，具有很好的发展前景。碳酸钙晶体分类 碳酸钙晶须归于文石型结构，抱负状态下，在碳酸钙饱和溶液介稳区(介于安稳区与不安稳区之间)，经过参加晶种，诱导发生结晶，并经过在反响过程中操控反响条件，可使分出的溶质在晶种长度方向上有序成长，终究得到碳酸钙晶须。 2、碳酸钙晶须制备办法 碳酸钙晶须的制备办法有：复分化法、碳酸化法、超重力场组成法、加热Ca(HCO3)2溶液法、尿素水解法等。 (1)复分化制备法 复分化制备法是经过可溶性碳酸盐溶液与可溶性(或微溶性)钙盐溶液进行反响出产碳酸钙晶须，水溶钙盐与碳酸盐间的溶液组成总是发生方解石，文石碳酸钙晶须的组成需求严格操控组成条件。 特色：复分化制备法出产碳酸钙晶须时反响物的浓度不能太高，不然很难进行;为进步反响物的浓度，可增加各种晶型操控剂。溶液浓度、温度的不均一会影响碳酸钙晶须的纯度和均匀性。 (2)碳酸化法 碳酸化法是向氢氧化钙悬浊液中通入二氧化碳，在晶形操控剂的作用下制备文石型碳酸钙晶须，类似于工业上轻质碳酸钙的组成，是现在国内外研讨最多也较为老练的一种办法。 特色：碳酸化法制备碳酸钙晶须具有操作简略、反响条件易于操控的特色，所得碳酸钙晶须长径比高、纯度高、碳酸钙颗粒含量小，契合工业化出产的条件。选用的晶型操控剂可分为磷酸盐系列和镁盐系列两类，其间氯化镁晶种操控剂作用较优。 碳酸化法制备碳酸钙晶须的缺陷是镁盐运用量大、反响浆液浓度较低。为进步出产功率和下降出产成本，有必要处理镁盐收回使用和进一步进步反响浆液浓度的问题。 (3)超重力场组成法 超重力场组成法碳酸化法制备碳酸钙晶须是在旋转填充转子高速旋转发生的超重力场中组成微细碳酸钙晶须，该法类似于超重力法制备纳米碳酸钙的办法。 特色：超重力场组成法具有反响温度和乳液浓度低、操控剂用量少、反响时间短等长处，但该法需求在特定的超重力反响设备中进行，碳酸钙晶须的长径比也不行抱负。 (4)加热Ca(HCO3)2溶液法 加热Ca(HCO3)2溶液法是将必定浓度的碳酸氢钙溶液加热分化制备碳酸钙晶须，反响需求严格操控反响温度及拌和速度等。 (5)尿素水解法 尿素水解法制备碳酸钙晶须是使用尿素水解缓慢释放出碳酸根离子下降文石组成的过饱和度，一般以可溶性钙盐(氯化钙或等)作为钙源，碳酸根离子的生成速度随尿素水解速度而定，因而较易操控碳酸钙晶须的描摹与巨细。 特色：尿素水解法无需参加晶种或晶形操控剂，制备办法简略，条件易于操控。但反响需求很多尿素作反响物，出产成本过高。 从工业化出产视点分析，碳酸化法、复分化制备法和超重力场组成法更有实用价值。但各办法都有必定的局限性，仍需求进一步改善完善。

使用目的：萤石矿降钙降硅 浮选性能：具有良好的捕收性、选择性和耐低温性能。对萤石矿降钙降硅具有广泛适用性，属国家专利技术产品。建议用量：500-1500克/吨给矿 配制方法：2-5%水溶液(重量比、自来水稀释) 使用矿物浮选范围： 萤石矿重晶石等各类矿物。常温阴离子反浮选降硅。环保性能：药剂无毒无害，易生物降解，对环境友好，选矿尾水可循环使用。 产品特点： 1.萤石矿矿反浮选脱硅，生产成本低，萤石精矿可达95%以上。2.耐低温，实现阴离子常温浮选，节能降耗。 3.浮选泡沫量适中，浮选稳定，可波动范围大，易于生产操作。 4.选择性好，捕收力强，可得到高品位、高回收率萤石精矿。5.高效、无毒，对人体和环境友好。 产品质量标准：Q/CRX001-2008 项目 质量标准 试验方法 外观(250C) 粘稠物 目测 活性物含量，% ，≥65 PH值(5%水溶液) 9-11 PH试纸法

内     容：项目第二砂轮厂第四砂轮厂ω（Al2O3）%≥85≥80ω（Fe2O3）%＜5＜6ω（SiO2）%＜5.6 ω（TiO3）%3.5～6.5＜5.5ω（CaO）%＜0.4 ω（CaO+ MgO）% ＜1.2ω（烧失量）%＜0.5＜1铝硅比值（A/S）≥15≥12进厂块度 mm＜25020～300烧失率 % ＜4注：l、一水硬铝石型铝土矿；2、熟料；3、供矿品位

该项目针对东川难处理高钙镁氧化铜矿不同的矿石性质，研制成功了“难处理高钙镁氧化铜矿高效选冶新技能”，归纳处理了其高效使用的关键技能难题。首要技能特色和立异点如下： 1、研讨查明晰难处理高钙镁氧化铜矿中结合氧化铜的类型、结构及嵌布特性，初次提出了结合氧化铜可选的观念；针对高氧化率和中低结合率的矿石，选用单一浮选工艺，针对高氧化率、高结合率和高钙镁“三高”矿石，选用冶选联合流程。 2、发明晰氧化铜矿“细磨矿－共活化－强捕收”的新工艺技能： 初次提出了相搬运活化、硫化促进活化、微溶解活化和相变活化的体系活化理论，自主研制了新式活化剂，大幅度进步了浮选目标；开发了新式螯合组合捕收剂，协同强化氧化铜矿捕收。 3、发明晰“氧化铜矿藏常温常压浸－萃取－电积出产电铜—硫化铜矿藏浮选出产铜精矿”的全新工艺技能：初次发现铜溶液萃取体系中NH3－CO2浓度的影响规则，提出了临界CO2浓度作为萃取有机分相的判据，处理了萃取过程中的技能瓶颈；初次用Lix84－I替代了Lix54－100，完成了性溶液中铜的成功萃取。 该项目体系地完成了小试、中试、工业实验的全过程，并在云南铜业（集团）公司完成了产业化，节能降耗减排作用杰出。其间，冶选联合流程，已在东川建成了两座规划分别为500吨/日和1500吨/日的冶选联合厂商，在原矿档次1.0%情况下，铜总回收率75%，年创利税1.24亿元，四年算计经济效益4.96亿元；全浮选流程已在相关矿山推行使用，进步回收率3－8个百分点，每年新增经济效益1.59亿元，四年新增经济效益6.36亿元。算计年经济效益2.83亿元，四年合计已取得经济效益11.32亿元。选用该项效果正在东川新建三座原矿处理才能为3000吨/日的选冶厂。该项效果属国表里难处理高钙镁氧化铜矿选冶技能的重大突破。已申报国家发明专利5项，主体技能已获发明专利授权。立异性杰出、先进性强，全体技能到达世界领先水平。主张加速该项技能的使用推行。

1.热装法生产中低碳锰铁    1974年我国某厂的3500KVA精炼炉上进行国热装法生产中低碳锰铁试验，获得国成功，后来在充分完善工艺制备之后转入正规化生产。该厂采用16500KVA封闭式矿热炉与3500KVA旋转式精炼炉相配合，用矿热炉生产的锰硅合金热兑入精炼炉生产中低碳锰铁，副产的中锰渣冷凝后破碎用于锰硅合金生产。    实际操作中为保护好炉衬，提高电热能利用效率，上一炉出铁完毕炉眼堵实后，就要旋转炉体，迅速捣除炉墙周边结料。然后调好转速，开动给料机向炉内布料，布向炉墙边缘的炉料以石灰为主，布向中心区域的炉料以锰矿为主。布料结束后，电极与炉墙之间的料面应呈凹形环。在等待液态锰硅合金兑入的时间里，利用炉体余热预热炉料。    待到液态锰硅合金称量后，就旋转炉体，兑入合金液，使合金液在凹形环中对流均匀。然后放下电极送电，补加入调整料，待极心圆附近炉料基本熔清后，再次旋转炉体，在外加的机械搅拌作用下加速周边炉料的熔化，加速脱硅反应；待周边炉料基本熔清后，取样判断合金含硅量，认定合格后出炉。中锰渣的炉渣碱度宜控制在1.1~1.3，此时的渣中含锰量在22%左右。    与冷装法相比，热装法具有以下一些优点：    (1)冶炼时间缩短，冶炼电耗降低。由于锰硅合金以液态形式兑入，省去了重熔锰硅合金所需时间，通过预热炉料又减少了炉料升温所需要的电能，热装法比冷装法缩短冶炼用电时间15min以上，降低冶炼电耗50%左右。    (2)炉台日产量可比冷装法提高25%左右。    (3)采用液态锰硅合金热装入炉，简化了锰硅合金出炉后的推渣、浇铸、精整、加工等工序，提高了锰硅合金的金属收率，减轻了工人劳动强度，降低了生产成本。    热装法的优眯显而易见，不足之处是不能解决渣中残锰量高的问题，即使采用高碱度炉渣操作，入渣锰也在12%~18%之间。通常采用略低的炉渣碱度，副产不粉化的中锰渣应用于锰硅合金生产。    2.冷装法生产中低碳锰铁    冷装法是生产中低碳锰铁的传统方法，它采用的精炼炉多由炼钢电弧炉改造而成，即倾动式的石墨电极精炼炉，中低碳锰铁的冶炼过程分补炉、引弧、加料、精炼和出炉铸锭五个环节。    前一炉铁出完，堵好出铁口，补完炉后，借助炉内残留的渣铁液引弧，然后将混合料加入炉内，用满负荷熔化炉料。待炉料熔化60%~70%后，用工具将炉墙四周未熔化的炉料推到炉心及电极周围，待炉料基本熔清后，冶炼进入精炼期。为了加速脱硅，缩短精炼时间，需要对熔池进行搅拌，并定时从熔池中取样判断合金含硅量，待合金合格后即可出炉。    出炉接铁采用容积较大的铁水包，将炉渣和铁水一次全部装入，利用铁水后倒入铁水包时与炉渣冲兑形成的良好动力学条件进一步脱硅，降低产品硅含量。炉内渣铁不要出净，应留一部他，以方便下一炉引弧，起到保护炉底耐火砖衬的作用。    由于中低碳锰铁冷却过程中有多次的固态相变和相应的真密度变化，为了减少快速降温过大的内部应力造成产品严重碎裂，需要采用盖渣方式浇铸；浇铸用锭模深度不宜超过300mm，否则中心部位的合金将会因降温过慢，凝固偏析造成杂质富集，严重时造成产品报废。    冶炼使用的炉渣碱度多与入炉锰矿的品位相关。当入炉锰矿含锰量低于40%时，常采用n(CaO)/n(SiO2)=1.4~1.6的炉渣碱度操作，此时渣中含锰量在15%~18%；当入炉锰矿含Mn量较高，在40%~50%范围时，常采用略低一点的炉渣碱度n(CaO)/n(SiO2)=1.0~1.3，以便使中锰渣不至于低温粉化，渣中锰含量也获得相应提高，能够用于锰硅合金生产。    用石墨电极精炼炉生产中低碳锰铁具有工艺控制过程简单，生产制备投资较小，操作容易掌握，电极故障易于处理，对产品质量影响较小，对合金渗碳量低等特点，适合中小企业使用。使用较高炉渣碱度生产中低碳锰铁的电耗为1400~1800KWh/t，使用略低炉渣碱度炼不粉化中锰渣方法生产中低碳锰铁的单位电耗约为1100~1200KVh/t.    配料计算时，考虑锰硅合金中的Mn,Fe,P,C100%入合金，Si入合金6%，Si的利用率为75%；锰矿中的Mn35%~40%入合金，10%挥发，P70%入合金。矿耗约为1100~1300kg/t,锰硅合金耗量为950~1100kg/t,石灰耗量约为800~1200kg/t.

重熔铝锭相关知识很多，让我们对它进行下介绍。  重熔铝锭   当前价格： 13.00元/kg     最小起订： 10kg    供货总量： 5624588kg    发 货 期： 7 天  种类  A00铝锭  产地  平阴 山东 福建南平 广西 江苏  牌号  1060.1050.3003.5052.6061.6063.  杂质含量  0.2%（%）  含量≥  99.7-99.8%（%）铝锭分类铝锭按成分不同分重熔用铝锭、高纯铝锭和铝合金锭三种：按形状和尺寸又可分为条锭、圆锭、板锭、T形锭等几种，下面是几种常见的铝锭； 　　重熔用铝锭--15kg，20kg（≤99．80％Al）： 　　T形铝锭--500kg，1000kg（≤99．80％Al）： 　　高纯铝锭--l0kg，15kg（99．90％～99．999％Al）； 　　铝合金锭--10kg，15kg（Al--Si，Al--Cu，Al--Mg）； 　　板锭--500～1000kg（制板用）； 　　圆 锭--30～60kg（拉丝用）。主营产品为电解重熔铝锭及其深加工产品,其中电解铝产能11.5万吨,铝的深加工产能4万吨。 *ST关铝4月20日公布的年报显示,当年关铝股份营业总收入17.79亿元,同比下降28.11%;净利润亏损7.12亿元,亏损扩大42.99%;每股收益-1.09元。重熔用铝锭是电解铝企业的主要产品，也是铝及铝制品深加工行业的主要原料，其质量的好坏将直接影响到下一步深加工产品的质量。本文针对重熔用铝锭生产的实际情况，从原铝的排包、配料，以及大K的处理等方面详细的论述了提高重熔用铝锭质量的方法，具有一定的指导意义．近日从中国质量协会公布的2009年度有色金属产品实物质量认定结果中获悉,云南铝业股份有限公司申报的重熔用铝锭、铸造铝合金、电工圆铝杆、铝及铝合金板带材4个主导产品,荣获国家有色金属产品实物质量“金杯奖”,标志着云铝公司4个主导产品达到国际同类产品实物质量水平。通过了解重熔铝锭的知识，我们才可以掌握其真正的价值，你可以登陆上海有色网查找更多的信息。 

3月25日，位于高平市三甲镇工业园区内山西天坤特种材料有限公司碎选车间内，一派繁忙生产景象，大型行车设备正将冷却了类似铁锭东西粉碎，十几名工人则把已经粉碎碎块装入铲车运回仓库。公司企管部工作人员李冰告诉记者：“那些碎块低碳高铝刚玉，该产品工业发展基础原料，除用于磨削、研磨、抛光耐火材料行业外，还广泛应用于钢铁、汽车、电子、陶瓷、蓄电池、石油化工、精密铸造、航天航空等领域，产品大部分出口欧美、东南亚等国家地区，市场前景广阔。”       低碳高铝刚玉以优质铝钒土为原料，采用国内较先进线脱碳技术，通过高科技加工等手段制成。山西天坤特种材料有限公司集低碳高铝刚玉科研、生产、销售、服务一体化高新技术企业，其低碳高铝刚玉项目第四届国部投资贸易博览会省政府招商引资项目。      我国高铝刚玉行业有着60多年发展历程，近年来得到快速发展。山西天坤特种材料有限公司瞄准高铝行业发展蕴藏商机上马了这一项目。该项目总投资1.5亿元，将依托高平市及周边丰富铝钒土资源，生产低碳高铝刚玉及其深加工产品刚玉纳米材料，项目投产达效后，年可生产低碳高铝刚玉 6万吨，年产低硅铁1万吨，年产值可达3亿元，实现利税6500多万元，并可安排350余人就业。 　　该项目拥有7500KVA倾倒式电弧炉四台，加工线两条，其制粒线一条，制粉线一条，工程从去年5月开始建设，年底土建工作已基本结束，设备也基本安装到位。今年2月初3月初一、二号炉分别点火成功并投入生产，三号四号炉将于5月初6月初点火投产。制粒车间厂房前，工人们正加紧铺装路面，李冰说：“制粒车间设备也紧张安装，投产后可将低碳高铝刚玉产品深加工成各种颗粒尺寸产品，进一步提升产品附加值。” 　　该公司总经理助理牛玉梅介绍说：“为使产品工艺领先，我们已从北京、河南、贵阳等地聘请了多名专家，组建了高水平技术团队，进一步加大自主创新力度。